初中高爆破工程技术人员考试爆破设计相关参数计算方法.pdf

爆破计算公式用函数计算爆破是一种常见的矿山开采和建筑工程中常用的技术手段，通过爆破可以将岩石、土壤等坚硬物质炸裂成小块，从而便于后续的挖掘和清理。

在进行爆破作业时，需要对爆破参数进行精确的计算和控制，以确保爆破效果和安全。

本文将介绍爆破计算公式，并使用函数进行计算。

爆破计算公式主要包括爆破药量、孔距、孔深、装药密度等参数的计算。

其中，爆破药量是爆破设计的核心参数，它直接影响着爆破效果和安全性。

爆破药量的计算公式如下：爆破药量 = 岩体容重×孔孔体积×药量系数。

其中，岩体容重是指岩石的密度，通常以 t/m3 为单位；孔孔体积是指每个爆破孔的容积，通常以m3 为单位；药量系数是一个经验参数，通常在0.7~1.2 之间。

在进行爆破药量的计算时，需要根据具体的岩石类型和爆破设计要求来确定岩体容重和药量系数，然后根据爆破孔的布置方式和孔孔体积来计算出爆破药量。

另外，爆破药量的计算还需要考虑到岩石的抗压强度和爆破药的爆炸性能。

一般来说，岩石的抗压强度越大，需要的爆破药量就越大；而爆破药的爆炸性能越好，所需的爆破药量就越小。

除了爆破药量，爆破孔的孔距和孔深也是爆破设计中需要考虑的重要参数。

爆破孔的孔距和孔深直接影响着爆破效果和岩石破碎度。

一般来说，孔距越大，岩石的破碎度就越好；而孔深越深，岩石的破碎度也就越好。

爆破孔的孔距和孔深的计算公式如下：孔距 = 爆破孔的间距×孔孔数。

孔深 = 爆破孔的深度。

其中，爆破孔的间距是指相邻两个爆破孔之间的距离，通常以 m 为单位；孔孔数是指爆破孔的数量；爆破孔的深度是指爆破孔的钻孔深度，通常以m 为单位。

在进行爆破孔的孔距和孔深的计算时，需要根据爆破设计要求和具体的岩石情况来确定爆破孔的间距和深度，然后根据爆破孔的数量和深度来计算出孔距和孔深。

此外，爆破孔的装药密度也是爆破设计中需要考虑的重要参数。

装药密度是指爆破孔中装药的密度，它直接影响着爆破效果和岩石破碎度。

一、装药密度（克每立方厘米）：2号岩石乳化0.95-1.3、粉状乳化0.85-1.05、1号粉状铵油0.9-1.0、多孔粒状铵油0.8-0.9、岩石改性铵油0.9-1.1、岩石膨化铵油0.8-1.0、重铵油0.85-1.3线装药密度（千克每米）：圆周率*（d的平方）*装药密度/4000二、钻机直径（多孔铵油炸药时取装药密度0.85克每立方厘米）对应的线装药主要有：40mm-1.07千克每米、50-1.67千克每米、65-2.82千克每米、70-3.27千克每米、76-3.85千克每米、90-5.41千克每米、100-6.67千克每米、110-8.07千克每米、120-9.6千克每米三、常用药卷（2号岩石乳化炸药）型号：1、直径32mm 长度20cm药量150g；2、直径35mm长度20cm药量200g四、各个爆破单耗（千克每立方米）：光面线装药密度0.15-0.2、预裂线装药密度为0.25-0.4、台阶（深）0.4-0.6、台阶（浅）0.5-1.2、基坑0.3-0.35、沟槽一般取0.5、井巷掘进1.2-2.4（一般取1）、隧道同井巷一般取1左右、拆除砖混1-1.5、拆除混凝土1.5-2、混泥土基础一般取1、桩井2-3、立井2-4、水下钻孔（0.45+（0.05-0.15）H）五、台阶（深孔）爆破：H台阶高度已知，钻机直径D 一般取H/100，底盘抵抗线W=KD其中K取（30-40），超深h=（8-12）D,孔距a=mW其中m取（1-1.25），排距b=（0.6-1.0）W，若三角形布孔则b=asin60，孔深L=（H+h）/sin，堵塞长度L2=（20-30）D，单耗q（0.4-0.6）一般取0.5左右，q1线装药密度根据公式核算具体见第一项，根据线装药算出单孔装药量与根据单耗算出的单孔装药量（Q=qHaW）对比，调整a或者b或者q单耗，从而保持结果一致。

安全校核：v=K(立方根Q/R)括号开a次方，其中K系数（50-350）一般取150，a系数（1.3-2）一般取1.5，v一般民用建筑屋为1.5-3cm/s。

爆破技术人员考试题库设计题在这个风景区的工程中，我们采用了浅孔分层台阶爆破方式进行开挖，并采用预裂爆破技术进行边坡爆破。

在确定爆破参数时，我们必须从实际出发，以地质勘探资料和爆破理论为依据，并在施工时不断核实，使每个参数都科学合理。

具体来说，我们控制了孔径和台阶高度，将孔径控制在40～50mm，设计台阶高度为H=1500mm。

钻孔深度由台阶高度和超深决定，我们取超深h=0.2m，钻孔深度L=1.5+0.2=1.7m。

最小抵抗线是一个对爆破效果和爆破安全影响较大的参数，我们按照公式w=（0.4~1.0）H，取w=0.8~1.0m，取W=0.8m相应的炮孔密集系数为1.2.爆孔间距a根据a=（1.0~2.0）w，本工程取较小值，控制a=1.0m。

按照梅花型及等边三角形布置炮孔，则孔距b=tan60°a/2=0.866m。

取b=0.85m，炮孔密集系数m≈1.2.在施工过程中，我们还按照相关参数及单耗计算装药量，以确保施工进度和节约成本，提高经济效益的保证。

裂爆破孔深的确定需要考虑到岩石的性质、裂隙的分布和坡面的形态等因素。

XXX过浅会导致预裂缝不完全贯通，孔深过深则会增加爆破成本和安全风险。

本工程考虑到岩石的硬度和裂隙的分布情况，取孔深L预=1.5m。

4.药量q预预裂爆破药量的确定需要综合考虑岩石的性质、裂隙的分布、预裂孔的间距和孔深等因素。

药量过少会导致预裂缝不完全贯通，药量过多则会增加爆破成本和安全风险。

本工程取药量q预=0.2kg/m，以达到预裂爆破的效果。

5.装药方式预裂爆破的装药方式应该考虑到爆破效果和安全性。

本工程采用不耦合装药方式，每个装药孔既是爆破孔，又是相邻爆破孔的导向孔，以达到预裂爆破的效果。

6.装药结构和填塞长度为了控制爆破飞石和冲炮等爆破危害的发生，本工程采用连续装药结构和严格控制填塞长度，确保填塞长度和质量。

填塞长度通常为药孔深度的1/3，但为了严格控制爆破飞石，本工程取填塞长度为炮孔深度的2/5，即0.68m。

一、装药密度（克每立方厘米）：2号岩石乳化0.95-1.3、粉状乳化0.85-1.05、1号粉状铵油0.9-1.0、多孔粒状铵油0.8-0.9、岩石改性铵油0.9-1.1、岩石膨化铵油0.8-1.0、重铵油0.85-1.3线装药密度（千克每米）：圆周率*（d的平方）*装药密度/4000二、钻机直径（多孔铵油炸药时取装药密度0.85克每立方厘米）对应的线装药主要有：40mm-1.07千克每米、50-1.67千克每米、65-2.82千克每米、70-3.27千克每米、76-3.85千克每米、90-5.41千克每米、100-6.67千克每米、110-8.07千克每米、120-9.6千克每米三、常用药卷（2号岩石乳化炸药）型号：1、直径32mm 长度20cm药量150g；2、直径35mm长度20cm药量200g四、各个爆破单耗（千克每立方米）：光面线装药密度0.15-0.2、预裂线装药密度为0.25-0.4、台阶（深）0.4-0.6、台阶（浅）0.5-1.2、基坑0.3-0.35、沟槽一般取0.5、井巷掘进1.2-2.4（一般取1）、隧道同井巷一般取1左右、拆除砖混1-1.5、拆除混凝土1.5-2、混泥土基础一般取1、桩井2-3、立井2-4、水下钻孔（0.45+（0.05-0.15）H）五、台阶（深孔）爆破：H台阶高度已知，钻机直径D 一般取H/100，底盘抵抗线W=KD其中K取（30-40），超深h=（8-12）D,孔距a=mW其中m取（1-1.25），排距b=（0.6-1.0）W，若三角形布孔则b=asin60，孔深L=（H+h）/sin，堵塞长度L2=（20-30）D，单耗q（0.4-0.6）一般取0.5左右，q1线装药密度根据公式核算具体见第一项，根据线装药算出单孔装药量与根据单耗算出的单孔装药量（Q=qHaW）对比，调整a或者b或者q单耗，从而保持结果一致。

安全校核：v=K(立方根Q/R)括号开a次方，其中K系数（50-350）一般取150，a系数（1.3-2）一般取1.5，v一般民用建筑屋为1.5-3cm/s。

岩土爆破设计题目一：预裂爆破和光面爆破1，表面未产生裂缝，2，空口破坏严重，壁面也有破损，3,4,5下部壁面很好，但表面未形成裂缝，一、概述预裂爆破和光面爆破己广泛应用于露天工程和地下工程。

在公路、铁路的路基的开挖，水利工程、公路和铁路工程的隧道开挖，井工工程和矿山开采的巷道掘进，露天矿山开采和场地平整的边坡处理等方面都应用预裂爆破和光面爆破技术。

二、爆破参数的选取(1> 炮孔直径D炮眼直径的确定直接关系到施工的效率和成本，应综合考虑岩石特性、现场机械设备情况及工程具体要求进行选择。

一般情况下，主要应依据爆破的现场和钻工机具确定。

如在地下小断面的巷道实施光面预裂爆破时，孔径取35～45mm；而在露天情况下实施光面及预裂爆破时，孔径则可取大些；深孔爆破时，公路、铁路与水电取D=80～100mm，大直径多用于矿山，D=150～310mm。

浅孔爆破，取D=42～50mm。

(2>最小抵抗线W对光面爆破，最小抵抗线也即光面厚度。

由经验公式有Q=Calb式中C是爆破系数，相当于炸药单耗值，lb为炮孔深度；Q为单孔药量最小抵抗线W还应根据岩石性质及地质条件加以调整。

经验表明，岩石坚韧、可爆性差时，最小抵抗线可小些；岩石松软、易破碎时W可取大些。

最小抵抗线W也可通过炮眼密集系数m来确定。

光面爆破中的炮眼密集系数是指孔距a与最小抵抗线W的比值，即m=a/W一般取m=0.8～1.(3>炮眼间距a光面、预裂爆破的实质是使炮眼之间产生贯通裂隙，以形成平整的断裂面。

因此，炮眼间距对形成贯通裂隙有着非常重要的作用。

炮眼间距的大小主要取决于炸药的性质、不耦合系数和岩石的物理力学性质。

a=(8～12>D (D＞60mm>a=(9～14>D (D≤60mm>a光=mW光式中 m—炮孔密集系数，一般取m=0.6～0.8(4>台阶高度H台阶高度H与主体石方爆破台阶相同，一般情况，深孔取H≤15m，浅孔取1.5≤H<5为宜。

精心整理路基石方开挖爆破方法本工程石方开挖涉及两种：半挖半填断面的开挖和全挖断面的开挖，采用深孔（浅孔）松动爆破为主，在设计边坡外预留光爆层采用光面爆破，确保边坡平顺，避免扰动和破坏边岩体。

1、深孔松动爆破法采用梯段爆破，用9m3潜孔钻机钻孔，孔径90mm，炮孔按梅花型布置，炸药选用2号岩石硝铵炸药，一般台阶高度H=8.0m。

1.1爆破参数计算公式式中：ν为每一深孔药包所爆破的岩石体积(m3)。

1.2本项目爆破设计参数（以K29+800-K30+000段为例）该段95％属于Ⅳ类石方爆破。

采用9m3潜孔钻机钻孔，75°孔径90mm，台阶高度H=4.0m。

岩层为次坚石，用2＃岩石硝铵炸药，各参数计算如下：⑴最小抵抗线长度确定：假定钻根长h=0.5m,预计炮孔深度l=4+0.5=4.5m.取△＝900kg/m3,τ＝0.6,m=1.1,e=1.0,次坚石为六类土，查表得知q取1.7kg/m3,则抵抗线为W=0.09x(⑵钻根长:h=0.2W=0.3m=⑶炮孔深：l=4+0.3=4.3⑷炮孔间距：a=W=1.437m⑸每孔需用药：Q=0.33*e*q*a*H*W=0.33*1*1.437*4*1.437=2.73kg1.3最大安全用药量根据爆破震速控制测算确定最大一段安全用药量。

测算公式如下：式中：v——质点垂直震动安全速度，此处取2cm/s；RK K取200,α21.1～1.2该段取表取故3面内,采用梯段爆破，用9m3潜孔钻机钻孔，孔径90mm，炮孔按梅花型布置，炸药选用2号岩石硝铵炸药，一般台阶高度H=2.0m。

3.1光面爆破炮孔间距a≤0.8W；或a=16d=16*0.09=1.392m;3.2最小抵抗线W=21.5d=21.5*0.09=1.935m;3.3炮孔直径d为90mm,如果采用其它潜孔钻机钻孔，炮孔直径d随潜孔钻直径变化，即范围为(50～200mm)。

3.4药量计算K－每米深炮孔装药量，kg/mK＝9d2=9*0.09*0.09=0.0728（kg/m）4、爆破作业顺序4.1半挖半填断面爆破顺序半挖半填断面爆破顺序示意图按编号顺序从上至下爆破，其中（2）、（5）、（8）、（11）、（15）、（19）部分需要进行光面爆破。

6.4中深孔爆破参数的选择和装药量计算（1）台阶高度：5-15m 。

（2）孔径D ：90mm 。

（3）单位炸药消耗量q 与岩石坚硬程度的关系列于下表（本矿体普氏硬度为10～12）取q=0.45kg/m ³（4）底盘抵抗线采用过大的底盘抵抗线会造成根底多，大块率高，后冲作用大；过小则不仅浪费炸药，增大钻孔工作量，而且岩块易抛散和产生飞石危害。

底盘抵抗线的大小与钻孔直径、炸药威力、岩石可爆性、台阶高度和坡面角等因素有关，在设计中可用类似条件下的经验公式来计算。

① 根据钻孔作业的安全条件 B Hctga W +≥1式中：W1—底盘抵抗线，m 。

H —台阶高度，m ；α—台阶坡面角；B —从钻孔中心到坡顶线的安全距离,一般B=2.5～3m 。

② 按每孔的装药条件mq W τ∆⋅=78.0D 1式中：D —孔径，dm ；∆—装药密度，g/ml ；τ—装药系数，一般为0.6～0.8；m —炮孔密集系数，一般为0.8～1.3；q —炸药单耗（根据工程实际需要选择）；③按炮孔直径确定d W )45~25(1=取W 1=4m （优化取值）（5）超深h超深h (m)是指钻孔超过台阶底盘水平的深度。

若超深过大，将造成钻机和炸药的浪费。

同时还将增加爆破动强度和底盘的破坏。

根据经验，超深可按下式确定：1)35.0~15.0(W h = 或 H h )2.0~1.0(= 式中：1W —底盘抵抗线，m 。

当岩石松软时取小值，岩石坚硬时取大值。

对于要求特别保护的底板，应将超深取负值。

（6）孔距a孔距按下式计算：a ＝m ×W1m 为炮孔密集系数，一般为0.8～1.3取a=3.5～4m（7）排距bb ＝（0.8～1）×a取b=2.5～3m（8）孔深L垂直孔： L ＝H ＋h ，倾斜孔： L ＝（H ＋h ）/Sin αα为炮孔倾角；（9） 填塞长度LT堵塞长度LT (m)是指装药后炮孔的剩余部分作为填塞物充填的长度。

露天爆破设计计算● 底盘抵抗线距离W 底W 底＝γν⨯⨯⨯D k K 21 K 1：微差爆破时，K 1＝53，齐发爆破时，K 1＝50； K 2：岩石裂隙系数，K 2＝1.0～1.2； D ：炮孔的直径，m ； ν：炸药的密度，T/m 3； γ：岩石的容重，T/m 3。

● 孔距aa ＝底w K ⨯3a ：炮孔间的距离，一般为4～7m ；K 3：钻孔的间距系数（钻孔邻近系数），K 3＝0.7～1.3。

● 排距bb ＝a b 866.060sin 0≈⨯● 孔距h 超h 超＝K 4W 底K 4：系数K 4＝0.15～0.35● 填塞长度L 填L 填≥0.75W 底 ● 单孔装药量QQ ＝q ×h ×a ×W 底q ：单位炸药消耗量，根据矿石的性质进行选择，Kg/m 3。

● 每爆破一次的炸药总消耗量Q 总Q 总＝q ×Vq ：每爆破1m 3岩石所需炸药消耗量，Kg/m 3。

V ：岩石爆破量，m 3。

● 每一个炮眼的平均炸药消耗量Q 孔Q 孔＝N Q 总N ：炮眼数目，个。

岩巷掘进炸药消耗定额(Kg/m 3)备注：● 岩石坚固性系数f100RfR:岩石的抗压强度，kg/cm 2。

洞室爆破（大爆破）设计计算●最小抵抗线WW＝K1×hK1：系数K1＝0.6～0.9；●药室间距a（松动爆破）a＝K2×W平均K2：药室间距系数，K2＝0.8～1.2。

W平均：相邻两药室最小抵抗线的平均值，m。

●每个药室装药量QQ＝K，×W3K，：松动爆破的单位炸药消耗量， Kg/m3。

爆破安全距离设计计算● 爆破振动允许安全距离RR ＝311QVK a⨯⎪⎭⎫⎝⎛R ：爆破振动安全允许距离，m 。

Q ：炸药消耗量，齐发时为总药量，延时爆破时为最大一段药量，Kg ； V ：保护对象所在地质点振动安全允许速度，cm/s ；K,a ：与爆破点至计算保护对象的地形、地质条件有关的系数和衰减指数。

露天爆破设计计算● 底盘抵抗线距离W 底W 底＝γν⨯⨯⨯D k K 21 K 1：微差爆破时，K 1＝53，齐发爆破时，K 1＝50； K 2：岩石裂隙系数，K 2＝1.0～1.2； D ：炮孔的直径，m ； ν：炸药的密度，T/m 3； γ：岩石的容重，T/m 3。

● 孔距aa ＝底w K ⨯3a ：炮孔间的距离，一般为4～7m ；K 3：钻孔的间距系数（钻孔邻近系数），K 3＝0.7～1.3。

● 排距bb ＝a b 866.060sin 0≈⨯ ● 孔距h 超h 超＝K 4W 底K 4：系数K 4＝0.15～0.35● 填塞长度L 填L 填≥0.75W 底 ● 单孔装药量QQ ＝q ×h ×a ×W 底q ：单位炸药消耗量，根据矿石的性质进行选择，Kg/m 3。

● 每爆破一次的炸药总消耗量Q 总Q 总＝q ×Vq ：每爆破1m 3岩石所需炸药消耗量，Kg/m 3。

V ：岩石爆破量，m 3。

● 每一个炮眼的平均炸药消耗量Q 孔Q 孔＝N Q 总N ：炮眼数目，个。

岩巷掘进炸药消耗定额(Kg/m 3)巷道掘进断面（m 2） 岩石坚固性系数（f ） 1.5 2～3 4～6 8～10 12～14 15～20 ＜6 0.78 1.05 1.50 2.15 2.64 2.93 ＜8 0.65 0.89 1.28 1.89 2.33 2.59 ＜10 0.56 0.78 1.12 1.69 2.09 2.32 ＜12 0.52 0.72 1.01 1.51 1.90 2.10 ＜15 0.47 0.66 0.92 1.36 1.78 1.97 ＜20 0.44 0.64 0.90 1.31 1.67 1.85 ＞200.40.600.861.261.621.80备注：● 岩石坚固性系数f100RfR:岩石的抗压强度，kg/cm 2。

洞室爆破（大爆破）设计计算● 最小抵抗线WW ＝K 1×hK 1：系数K 1＝0.6～0.9；● 药室间距a （松动爆破）a ＝K 2×W 平均K 2：药室间距系数，K 2＝0.8～1.2。

爆破作业一般由类似工程条件的工点实际测得的爆破震动速度衰减规律公式计算，计算式为：Qm=R3Vkp/K2/3式中：Qm——最大一段允许用药量Vkp——震速安全控制标准R——爆源中心至震速控制点的距离K——与爆破技术、地震波传播途径介质的性质有关的系数。

⑵掏槽形式的选择根据以往有关巷道爆破震动速度的观测数据，选用楔型掏槽。

这样不仅可以有效的控制震动速度，而且容易掏出槽来，且能使掏槽的单段用药量减小。

⑶选择合理的段间隔时差为避免爆破震动叠加作用，雷管跳段使用，其时差控制在100ms左右。

⑷循环进尺的选定主要根据地质条件、进度安排进行，根据本巷道的地质情况及工期要求，循环进尺控制在0.75～1.2m范围内。

⑸爆破参数的选定爆破参数的选定按照计算法结合工程类比法确定，并经现场试验进行检验调整。

①炮眼深度L以循环进尺作为炮眼深度，掏槽眼加深20。

②炮眼数目N按照下式计算确定炮眼数量，N=K×S×L/L×n×r式中N——炮眼数目，个K——单位炸药消耗量 kg/m3L——炮眼深度，n——炮眼装药系数r——炸药的线装药密度S——开挖断面积，m2。

以上计算数据按照比钻眼数进行校核后确定。

③炮眼布置先布置掏槽眼、周边眼，然后是地板眼、内圈眼、二台眼，最后布置掘进眼。

周边眼布置经验计算式如下：间距：E=8-12dd为炮眼直径，cm抵抗线：W=1.0-1.5E，cm装药集中度：q0.04-0.19kg/m④一次爆破总装药量的计算：Q=K×S×L Kg式中K——炸药单耗；S——开挖断面积；L——炮眼深度；Q——一次爆破的总装药量。

⑤单眼装药量的计算周边眼参照上述光面爆破进行计算确定。

其它各部位炮眼的装药量均可按下式计算：Q=K×A×W×L×λ式中q——单眼装药量；K——炸药单耗；A——炮眼间距；W——炮眼爆破方向的抵抗线；L——炮眼深度；λ——炮眼部位系数炸药的几种爆炸性能威力(作功能力)：指炸药爆炸时产生的力量，能够崩下多少煤或岩石。

6.6 爆破参数与爆破图表6.6.1 爆破参数（1）单位炸药消耗量按照新奥法爆破施工设计经验，单位耗药量K＝0.7～2.5kg/m3，对应断面面积S＝4m2～20m2，硬质砂岩，岩石完整性ƒ=3～6，以及“电子三所”振动的特殊要求，拟定进尺1.5米左右。

为了确保掏槽效果小导硐取K＝1.8 kg/m3，因小导洞开挖后凌空面较大，同理次导硐和光面爆破扩至设计面单位炸药消耗量取K＝1.1 kg/m3。

（2）每循环爆破总药量的确定依据Q＝K×L×S (43)式中：Q：每循环爆破总装药量（kg）；K：炸药单耗量（kg/m3）；L：爆破掘进进尺（m）；S：开挖断面面积（m2）。

小导硐：K＝1.8kg/m3，L＝1.5m，导洞开挖面积S=7.5m2，Q＝K×L×S＝1.8×1.5×7.5＝20.25kg次导硐：K＝1.1 kg/m3，L＝1.5m，导洞开挖面积S=46.7m2， Q＝K×L×S＝1.1×1.5×46.7＝77.1kg扩挖至设计界面：K＝1.1 kg/m3，L＝1.5m，导洞开挖面积S=34.2m2，Q＝K×L×S＝1.1×1.5×34.2＝56.4kg（3）单段最大装药量计算采用目前国内常用的经验公式：Q=R3（V/K）3/α来确定单段药量初始值。

R-爆破振动的安全距离，V-保护对象所在地质点振动安全允许速度，K、α-与爆破点至计算保护对象间的地形、地质条件有关的系数和衰减指数因岩层处于硬质砂岩地段根据经验取K＝120，α＝2.0，以最近点居民房（危房）的振速要求为条件，考虑到电子三所的爆破振动影响，按文物要求V ＝0.5cm/s，R取25米计算。

Q＝4.2kg周边施打减震孔可以减震30％～50％，取30％，即单段最大爆破药量为4.2×1.3＝5.46kg，小导硐按此药量进行钻爆设计。

爆破设计常用的公式及参数序号参数深孔台阶爆破浅孔台阶爆破拆除爆破井巷掘进爆破预裂、光面爆破其他1 孔径D（d）D=80～310 d=36～42 d=40 d=38～42空孔D＞d 深孔D=80～100矿山深孔D=150～350浅孔d=42～50常用钻头：Φ32、Φ38、Φ40、Φ42、Φ50、Φ76、Φ90、Φ105、Φ115、Φ1402 孔深L L=H+hL=（H+h）/sinαL=H+ΔhL=(0.5～0.65)H 有临空面L=(0.7～0.8）Hδ无临空面底部W=B/2,L＞W 柱L=1.2～3.0 主爆孔=0.3～1.5深孔：d＞50，L＞5浅孔：d≤50，L≤53 超深h（Δh）h=(0.25～0.35)W1h=(8～12)dΔh=（0.10～0.15）H 掏槽孔、底板孔+0.2m h=0.3～1.5m 4 抵抗线W（W1）W1=(30～45)d W=(0.4～1.0)H W=B/2(两侧有临空面）W外=（0.65～0.68）δW内=（0.32～0.35）δ周边孔W≥孔间距辅助孔孔间距≥排距W=KD；W=K´DK=15～25K´=1.5～2.05 孔距a a=mW1m≥1 a=（0.5～1.0)Wa=（1.0～2.0)Wa=（0.65～0.68）δa=（1.0～1.5～2.0）W周边a=0.5～1.0m辅助孔a=0.4～0.5m底板孔a=0.4～0.7m预裂a=（8～12）D光面a=（0.6～0.8）W6 排距b a=bmm=1.2～1.5 a=bm b=（0.6～0.9）a 炮孔数目N=3.3（fs2)1/3紧贴爆区边缘外布置，与主爆区邻近孔口距离为b，与其间（b/2）布置缓冲孔。

缓冲孔间距a/27 填塞长度L2 L2=（0.7～1.0）W1L2=（20～30）dL2=（1/3～2/5)L L2≥（1.1～1.2）W L2=(0.6～0.8)W L2≥W 8 单耗q q=0.35～0.5kg/m³ q=0.5～1.2kg/m³ 查表、试验类比q=1.1K0(f/s)1/2k0=525/260=2.01线装药密度q=0.2～2.0kg/m 9 单孔装药量Q Q=qabH（前排）Q=KqabH（后排）K=1.1～1.2Q=qabHq：查表、试验类比当L=1.5m分层上：下=0.4：0.6Q3层上：中：下=0.25:0.35:0.4Q=qV=qSLηD/d≥2～5，不耦合装药：底部加强；中部正常；上部减弱乳化炸药延米药量：Φ32:1kg/m；Φ70:4kg/m；Φ90:7kg/m10 切口参数 H=K(B+Hmin)B截面边长Hmin失稳高度H=（30~50）dd钢筋直径烟囱210°≤θ≤220°高度H=（3.0~5.0）δ闭合角α≥25°。

爆破技术人员考试设计和案例分析爆破技术人员考试设计和案例分析引言：爆破技术是一项关键的技术，在网络安全领域起着重要的作用。

爆破技术人员拥有深入了解密码学知识和熟练的工具使用技能，能够通过暴力破解的方式获取系统或者应用程序的访问权限。

为了确保爆破技术人员具备必要的知识和技能，进行一次科学合理的考试是十分必要的。

本文将设计一套完整的爆破技术人员考试方案，并分析一个案例，以帮助读者更好地了解考试设计与实践。

第一部分：考试设计1. 考试目标：考察考生对爆破技术的理论知识和实践操作的掌握程度，以及对于密码学和网络安全基础知识的掌握程度。

2. 考试形式：采用在线考试的方式进行，以确保考试过程的安全性和便捷性。

3. 考试内容：- 理论知识：密码学基础知识、常用爆破技术、爆破工具使用等。

- 操作技能：使用爆破工具进行密码破解、漏洞攻击等等。

4. 考试时间：为保证考试的全面性和足够的考察深度，考试时间为3小时。

5. 考试题型：- 单选题：考察对于理论知识的掌握程度。

- 多选题：考察对于操作技能的掌握程度和实际应用能力。

- 应用题：提供实际场景进行分析和解决，考察考生的综合应用能力。

6. 考试评分：- 单选题每题1分，多选题每题2分，应用题根据解答情况给予综合评分。

- 考试总分满分为100分，根据成绩分数区间划分考试等级。

第二部分：案例分析1. 案例简介：一个公司为了评估其网络安全水平，聘请了一位爆破技术人员对其进行测试。

爆破技术人员掌握了密码学知识，使用了常用的爆破工具，通过对公司内部网络进行扫描、密码破解等操作，成功获取了几个重要的管理员账号及密码。

2. 分析过程：爆破技术人员通过工具扫描网络，发现了一台没有设置强密码的管理员账号。

通过暴力破解的方式，成功破解了该账户的密码。

接着，爆破技术人员模拟管理员账号登录公司内部系统，成功登录并获取了一些敏感信息。

3. 分析结果：爆破技术人员向公司提供了一份详细的测试报告，对目前系统存在的漏洞和具体可以提升的安全性方案进行了说明。